3621

Проект массового взрыва на карьере

Курсовая

География, геология и геодезия

Содержание расчетной части проекта. 1. Определение относительного показателя трудности бурения породы по В.В. Ржевскому: Пб = 0,07...

Русский

2012-11-04

234 KB

73 чел.

I. Содержание расчетной части проекта.

1. Определение относительного показателя трудности бурения породы по В.В. Ржевскому:

Пб = 0,07 • (сж  +  сдв) + 0,0007  ,                    (1.1)

где    сж , сдв - пределы прочности породы на сжатие и на сдвиг, Мпа;

  •  - средняя плотность горной породы, кг/м3./7/

Для ПИ уголь Бурый:

                        Пб = 0,07 • (10,78+1,56) + 0,0007 •  1,220 = 1

По буримости: 1 кл. – легко буримый.

По взрываемости: 1 категория – легко взр.

Для вскр.  Гоббро – Долерит:

                        Пб = 0,07 (146,02 + 25,48) + 0,007 • 2,820 = 12

По буримости: 3кл – трудно бурим.

По взрываемости: 2 категория – средне взрываемый.

2. Выбор бурового оборудования и расчет его производительности.

 Выбор бурового оборудования зависит прежде всего от показателя буримости породы Пб. При показателе буримости породы Пб 4 применяют станки шнекового бурения СБР - 125; при Пб = 4-6 - СБР - 160. При показателе буримости Пб = 6-12применяют станки шарошечного бурения 2СБШ - 200, при Пб = 8 - 14 - СБШ-250, при Пб = 10-16 - СБШ - 320. При Пб = 6 - 155 - СБУ - 125, при Пб = 10 - 25 - СБУ - 160./6/

При  а) Пб = 1      - СБР – 125      (ПИ)

        б) Пб = 12    - 2СБШ – 200  (Вскр.)

Для расчета производительности бурового оборудования необходимо знать техническую скорость бурения станка:

а) шнекового бурения

                              б = (0,25 · Ро · nв) / (П2б  · d2c), м/ч                   (2.1)

где Ро - осевое усилие подачи, кгс

     nв   - частота вращения бурового става, об/мин

    Пб   -  показатель буримости горных пород

    dc   - диаметр скважины, см

                             б = (0,25 · 1000 · 100) / (1 · (12,52)) = 160

б) шарошечного бурения

                              б = ( 30 · Ро · nв) / (Пб  · d2c), м/ч                       (2.2)

где Ро - осевое усилие подачи, тс

     nв   - частота вращения бурового става, об/мин

    Пб   -  показатель буримости горных пород

    dc   - диаметр скважины, см

                              б = (30 · 24 · 200) / (12 · (202)) =30

Сменная производительность бурового станка

                        Qбсм = (Тс - (Тп.з. + Тр.)) / (to + tв), м/см                   (2.4)

где   Тс - продолжительность смены, ч

       Тп.з. - продолжительность подготовительно-заключительных операций, ч

       Тр - продолжительность регламентированных перерывов в смене, ч

        to  = 1 / б - время на бурение 1 м скважины,ч

        tв - вспомогательное время на бурение 1 м скважины, ч.

  При  ПИ)      Qбсм = (8- (0,5 + 1)) / (0,00625 + 0,08) = 75

           Вскр.)   Qбсм = 6,5 / 0,21 = 59

Годовая производительность бурового станка

Qбгод = Nсм· Qбсм , м/год                                                       (2.5)

где  Nсм = n · Z

      n - число смен в сутках

      Z - число рабочих дней в году.

При ПИ)       Qбгод = 432 · 1,3 = 626,2 м/год

                     N = 2· 241 = 432             

  Вскр.)   Qбгод = 432 · 196,9 = 94905,8 м/год

3. Выбор типа ВВ и расчет удельного расхода ВВ

Выбор типа взрывчатого вещества зависит от физико-механических свойств породы, т.е. от коэффициента крепости, трещиноватости и степени обводненности скважин на взрываемом блоке (приложение 1).

Любой взрыв производится по заранее составленному проекту. При этом проектным удельном расходом ВВ qн.

Удельный расход ВВ рассчитывается на основе эталонного расхода ВВ с учетом технологических организационных условий взрыва:

г/м3,                     (3.1)

где   qэ – эталонный расход ВВ, г/м.

ПИ)     qн = 5,064 · 0,9 · 1,25 · 1· 1,01 · 0,32 · 6 = 0,1

Вскр.)  qн = 42,9 · 0,98 · 1,07 · 1 · 1,01 · 1,4 · 6 = 0,381

Эталонный расход ВВ базируется на объективных характеристика породы (т.е. пределах мощности породы на сжатие, сдвиг, на растяжение и объемный вес породы).

 г/м3

ПИ)       qэ = 0,2 · (10,76 + 1,56 + 0,78) + 0,002 · 1220 = 5,064

Вскр.)   qэ = 0,2 · (146,02 + 25,48 + 15,28) + 0,002 · 2820 = 42,9

где   - пределы прочности, мПа,

        γ – плотность породы, кг/м3,

        Квв – передовой коэффициент от аммонита №6 ЖВ к практически используемому ВВ (6, табл.14, с 72,2, с 130),

        Кд – коэффициент, учитывающий действительно потребную в данных условиях степень дробления.

                       

                                     

ПИ)              Кд = 0,5 / 0,4 = 1,25

         Вскр.)           Кд = 0,5 / 0,46 = 1,07                     

где dср – средний размер куска породы, м

                                      

ПИ)              dср = 0,2 · 2 = 0,4

Вскр.)           dср = 0,2 ·  = 0,464

      Е – емкость ковша экскаватора, м3

      Ксз – коэффициент учитывающий степень сосредоточения зарядов ВВ.

- для dс = 200 мм              Ксз  = 1

Кv – коэффициент, учитывающий объем взорванной горной массы:

- при Ну > 15     Кv =

                                             - при Ну < 15     Кv =

ПИ)                Кv =   = 1.01

Вскр.)             Кv =  = 1,01                 

 

Кт – коэффициент, учитывающий влияние трещиноватости в массиве

ПИ)                     Кт = 1,2 · 0,4 + 0,2 = 0,68  

Вскр.)              Кт = 1,2 · 1 + 0,2 = 1,4

- среднее расстояние между трещинами в массиве, в данных условиях степень дробления

Ксп - коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей.

-   при трех свободных поверхностях   Ксп = 6.

4. Определение кислородного баланса ВВ.

Кислородный баланс представляет собой соотношение между количеством кислорода, фактически содержащемся в составе данного ВВ, и тем его количеством, которое необходимо для полного окисления всех горючих компонентов, входящих в состав этого ВВ.

 Расчетные формулы при определении кислородного баланса:

для индивидуальных ВВ

Кб= .%                                                                               (4.1)

где Кб- кислородный баланс ВВ, %;

Аг- грамм- атомный вес избытка или недостатка кислорода в составе данного ВВ, г; /3/

М- грамм- молекулярный вес данного ВВ, г для смесевых ВВ, при известных величинах составных частей кислородного баланса /3/

Кб= , %                                                                       (4.2)

где р12- содержание соответствующих компонентов в составе данного ВВ, %;

+ n1- значение положительного кислородного баланса, %

-n2- значение отрицательного кислородного баланса, %

При определении грамм-атомного веса избытка или недостатка кислорода следует учитывать, что для полного окисления одного атома углерода в углекислоту требуется два атома кислорода , для окисления одного атома водорода в воду 0,5 атома кислорода.

Соотношение составных весовых частей веществ с отрицательным и положительным кислородным балансом для получения ВВ с нулевым кислородным балансом находят по формуле:

           m1= ,                                                                                  (4.3)

где m1- количество весовых частей вещества с положительным кислородным балансом, требуемых для полного окисления одной части вещества с отрицательным кислородным балансом.

Процентное содержание вещества с отрицательным кислородным балансом определяют по формуле:

       Р2= , %                                                                                 (4.4)

Гранулит АС4

NH4NO3      Ar = 80             Аммиачная силитра - 91, 8%

C24H50           Ar = 77              Масло                        - 4, 2%

Al                Ar = 362            Алум                         - 4%

 Ca Hb Nc Od Al e   

NH4NO3    

1) n = d (2а + b/2 + 3/2 Al) = 3 – (2 · 0 + 4/2 + 3/2 · 0) = +1

2) k = (16 · н) / м = (16 · 100%) / 80 = 20%

       

C24H50

1) n = 0 – (2 · 24 50 / 2 + 3/2 · 0) = - 73

2) к = (16· (- 73)) / м = - 1168 / 277 = -42%

   

Al

1) n = 0 – (2 · 0 – 0/2 + 3/2) = - 1,5

2) к = (91,8 · 20 + 4,2 · (- 421) + 4 · (- 1,5)) / 100 = 18,1%

 

5 Определение параметров скважинных зарядов

5.1 Определение параметров сплошных скважинных зарядов

Определяем предельное значение сопротивления по подошве уступа:

                                             (5.1)

                     Wn = 0.9  = 8 м 

где Р – вместимость скважины, кг/м

                                                          (5.2)

                    Р = 7,85 · 4 · 1 = 31,4

 

dс – диаметр скважины, дм

Δ – плотность заряжения, кг/дм3

  •  при машинном заряде Δ = 1
  •  при ручном заряжении Δ =0,8.

Полученное значение  необходимо проверить по условию безопасного размещения бурового станка на уступе при оборудовании первого ряда скважин:

>                                        (5.3)

                      Wn  > 15,6 · 0,1 + 3 = 4,56

α – угол откоса уступа, град

с- размер бермы безопасности (с=3).

Длина скважины:

м                                       (5.4)

                     Lc = (1 / sin90) · 16,968 = 16.968

β – угол наклона скважины к горизонту (60-900)

Ну – высота уступа, м

ln – длина перебура, м.

Длина перебура определяется по формуле:

м.                                      (5.5)

                      Ln = 0,3 · 4,56 = 1,368

Выбор коэффициента зависит от взрываемости породы, для легковзрываемых 0,1; для трудновзрываемых – 0,3


Длина забойки определяется по формуле:

    м.                                      (5.6)

                             lз = 0,6 · 4,56 = 2,73

Выбор коэффициента зависит от трещиноватости породы.

0,5 – для практически монолитных пород,

0,75 – для чрезвычайно трещиноватых пород.

Длина заряда в скважине:

    lвв = Lс – lз, м.                                                (5.7)

                   lвв = 16,966 – 2,73 = 14,233

Расстояние между скважинами в ряду определяется по формуле:

 м.                                                              (5.8)

                        а = 0,3 · 4,56 = 3,648

m- коэффициент сближения заряда (1,2 – в легковзрываемых породах; в трудновзрываемых 0,8).

м.                                                (5.9)

                       в = 1 · 4,56 = 4,56

 

Объем, приходящийся на одну скважину 1-го ряда:

 м3,                                                (5.10)

                      V1скв = 15,6 · 4,56 · 3,643 = 259,5

и последующих рядов

 м3,                                              (5.11)

                      V2скв = 3,643 · 4,56 · 4,56 · 15,6 = 1183,3

, кг.                                             (5.12)

                       Q2скв = 1183,3 · 0,381 = 450,8

5.2 Определение параметров скважинных зарядов, рассредоточенных воздушными промежутками.

Минимальный выход негабаритных кусков породы обеспечивается при соблюдении следующих параметров расположения скважин.

Величина сопротивления по подошве уступа:

м                                            (5.13)

                       Wn = 45 · 0,125 = 5,625

расстояние между скважинами в ряду:

а = (33 ÷ 35)· dс, м                                              (5.14)

                       а = 35· 0,125 = 4,375

расстояние между рядами скважин:

в = 30 · dс, м.                                                     (5.15)

                       в = 30 · 0,2 = 6

 

Масса заряда ВВ в скважине определяется по формуле:

А) для первого ряда:

, кг                                       (5.16)

                       

Б) для второго и последующих рядов:

, кг                                            (5.17)

где - удельный расход ВВ, кг/м3,

      Ну – высота уступа, м

      Wn – сопротивление по подошве уступа, м

      а – расстояние между скважинами, м

      в - расстояние между рядами, м.

Q1 = 0,381 · 9 · 15,6 · 7 = 374

Q2 = 0,381 · 15,6 · 6 · 7 = 249,6

Длина сплошной колонки заряда ВВ в скважине определяется по формуле:

А) для первого ряда:

, м                                                  (5.18)

                       Lвв1 = 30,7 / 13,2 = 2,3

Б) для второго и последующих рядов:

, м                                                 (5.19)

                        Lвв2 = 374 / 31,4 = 11,9

где Q – масса заряда ВВ в 1 скважине, кг

      Р – вместимость скважины, кг/м.

Возможная суммарная длина воздушных промежутков в скважине определяется по формуле:

А), м                        (5.20)

                           

Б) , м                       (5.21)

                            

              

Длина забойки в скважине определяется по формуле:

Возможная длина забойки:

                                             (5.22)

                            lз = 20 · 0,125 = 2,5

а) для первого ряда:

                    (5.23)

                                    lз(1) = 15,72 – (2,3 – 2,2) = 15,62

б) для второго и последующих рядов:

                     (5.24)

                                   lз(2) = 15,72 – (1,5 – 1,5) = 15,72

где Lc – глубина скважины, м.

Уточненная суммарная длина воздушных промежутков в скважине определяется по формуле:

                   (5.25)

                           

                           

Длина и количество воздушных промежутков в скважине:

А) рациональная длина воздушного промежутка

.                                    (5.26)

                           

Количество воздушных промежутков в скважине:

.                                  (5.27)

                           m1 = 29,04 / 2,2 = 13,2

Длина первого воздушного промежутка:

, м                                  (5.28)

                           

                             

Б) рациональная длина воздушного промежутка для скважины второго и последующих рядов определяется по формуле:

.                                    (5.29)

                           

Количество воздушных промежутков в скважине:

.                                  (5.30)

                          m2 = 29,9 / 1,5 = 2

Длина первого воздушного промежутка:

, м.                                    (5.31)

                          

Расчет массы частей рассредоточенного заряда ВВ:

А) нижний заряд ВВ

, кг                                   (5.32)

                             

  

 верхний заряд

.                       (5.33)

                             

Б) нижний заряд ВВ

, кг                               (5.34)

                             

    верхний заряд

                      (5.35)

                            

6. Расчет объемов бурения и технологических объемов взрывания

Целью расчета является определение на годовой объем добычи ПИ потребного количества буровых станков и взрывных скважин.

Потребное количество буровых станков выполнения годового объема буровых работ:

             (6.1)

                   ПИ)       

                  

                   Вскр.)    

где Агод – годовая производительность карьера, м        год

     Qгод.б.ст. - годовая производительность бурового станка, м        год

     qг.м -  выход горной массы с 1 п.м. скважины.

, м3/м.                        (6.2)

                           ПИ)                      

                           Вскр.)         

Для определения количества взрывных скважин необходимо вычислить размеры блока в плане.

Определяем объем взрывного блока:

                         (6.3)

                                Vб = 2940 · 3 · 7 = 61740

                               

где - сменная производительность экскаватора,

      - количеситво смен в сутках, =3

 - цикл взрывания (3-х дневный, недельный).

 Ширина взрываемого блока обычно равна ширине заходки экскаватора.

Вб = А,м                                                     (6.4)

                        ПИ)       Вб = А = 18

                        Вскр.)    Вб = А = 21,6

где А – ширина заходки экскаватора, м.

Длина блока в плане:

                                    (6.5)

                       ПИ)        Lб = 61740 / (18 ·12,5) = 274,4

                       Вскр.)     Lб = 89250 / (21,6 · 15,6) = 264

Определяем количество рядов в блоке:

                             (6.6)

                        ПИ)        n = (18 - 5,6) / 3,73 + 1 = 4

                        Вскр.)     n = (21,6 -8) / 6 + 1 = 3

Количество скважин в ряду:

m=Lб /а                                                     (6.7)

                        ПИ)         m = 274.4 / 4.375 =62.7

                                Вскр.)     m = 264 / 7 = 37

Определяем общее количество скважин в блоке:

                                             (6.8)

                          ПИ)        Nскв = 62,7 · 4 = 250,4

                          Вскр.)    Nскв = 37 · 3 = 111

Суммарная длина скважин равна:

м                                    (6.9)

                            ПИ)       Lскв = 250,4 · 15,72 = 3936,2

                            Вскр.)    Lскв = 111 · 16,968 = 1883,4        

Суммарная масса заряда ВВ в блоке определяется:

кг          (6.10)

                             ПИ)       Qвв = 62,7 · 156,06 + (4 - 1) · 62,7  · 191,01 = 45712,8

                             Вскр.)    Qвв = 37 · 450,8 + 3 · 37 · 450,8 = 53696,6                      

7. Расчет взрывной сети

При многорядном короткозамедленном взрывании время замедления определяется по формуле:

мс,                                         (7.1)

                              ПИ)     = 6 · 5,625 = 33,75

                              Вскр.)     = 3 · 8 = 24

где  А – коэффициент, зависящий от крепости пород

      для крепких пород                 А = 3 – 4

      для пород средней крепости А = 5

      для мягких пород                   А = 6.

Полученный интервал замедления следует округлить до ближайшего большого стандартного значения: 10; 20; 35; 50; 75 мс.

При монтаже взрывных сетей из детонирующего шнура необходимо определить его расход на массовый взрыв.

                                   (7.2)

                             ПИ)         = 5786,5

                                             Lм =  1,15 · 4,375 ·250,4 = 12598

                                             Lк =  1,15 ·15,72 · 250,4 = 4526,7

                           Вскр.)       = 3050,7

                                             Lм = 1,15 · 7 · 111 = 893,5  

                                             Lк = 1,15 · 16,9 · 111 = 2157,2

где м – длина магистрали, м

 к – суммарная длина концевиков, м

 м = Кзап · а · Nскв, м                        (7.3)

                          

Кзап = 1,15 – 1,25 коэффициент запаса учитывающий расход ДШ на соединение рядов зарядов.

 к = Кзап · lб · Nскв, м.                             (7.4)

lб – длина ДШ от поверхности уступа до боевика.

При нижнем инициировании lб = Lскв.

8. Определение параметров развала взорванной горной массы.

При многорядном короткозамедленном взрывании ширина развала определяется по формуле:

                                                                         (8.1)  

                 ПИ)        Вм = 0,95 ·  7,8 + (3 - 1) · 3,75 = 15м  

                 Вскр.)     Вм = 0,95 · 24,07 + 2 · 4,56 = 31,9 м

где -коэффициент дальности отброса взорванной породы, зависящий от интервала замедления

         

,мс

0

10

25

50

75 и более

1

0,95

0,9

0,85

0,8

          

= 0,95

- ширина развала при однорядном мгновенном взрывании

                                                                       (8.2)

                     ПИ)          В0 = 2 · 1 · 0,316 · 12,5 = 7,9

                     Вскр.)       В0 = 2,5 · 1 · 0,6172 · 15,6 = 24,07

где - коэффициент, характеризующий взрываемость горной породы

для легковзрываемых пород =2

для средневзрываемых пород =2,5

для трудновзрываемых пород =3

- коэффициент, учитывающий угол наклона скважины к горизонту

                                     

                        ПИ)        = 1 + 0,5sin 2()

                                       = 90           Кв = 1

                        Вскр.)      = 1 + 0,5sin 2()

                                       = 90           Кв = 1

Высота развала при многорядном взрывании, когда n=2-3 определяется по формуле:

                                                                      (8.3)

                                      ПИ)        Нр,м, = 12,5 · 1 = 12,5

                                      Вскр.)    Нр,м, = 15,6 · 1 = 15,6

                                         

При увеличении числа рядов скважин высота развала превышает высоту уступа на 5-30%.

9. Расчет параметров при вторичном дроблении негабаритных кусков породы.

Первичное дробление уступа не всегда бывает достаточно качественным. При выемке раздробленных пород обнаруживается выход негабаритных кусков породы, неотгружаемые экскаватором. Процентное отношение объема негабаритных кусков взорванного блока к общему объему горных пород. содержащихся в нем до экскавации, называют выходом негабарита . Эта величина известна по данным производственного учета на каждом предприятии. Принимается выход негабарита =1-8%.

Для выбора средств ликвидации негабаритных кусков необходимо определить их размер.

Величину минимального негабаритного куска устанавливают из выражения:

1. по вместимости ковша экскаватора:

                                                                                 (9.1)

ПИ)            = 0,75 = 1,5

Вскр.)        = 0,75  = 1,74

2. по вместимости транспортных сосудов

                                      (9.2)

ПИ)           = 0,5 · 2 = 1

Вскр.)       = 0,5 ·   = 1,1

Емкость транспортного сосуда, согласно техническим условиям эксплуатации должна в 3-4 раза превышать вместимость ковша экскаватора.

Из вычисленных значений  принимаем наименьшее.

Между объемом негабаритного куска и его максимальным размером существует взаимосвязь, определяемая формой куска. Объем негабаритного куска вычисляется из отношения:

                                   (9.3)

ПИ)        Vк = 0,17 · 1 = 0,17

Вскр.)    Vк = 0,17 · 1,13 = 0,22

Общее количество негабаритных кусков определяется из выражения:

                                   (9.4)

ПИ)         Nн = 160000 / 2 = 80000

где - годовой объем неогруженных негабаритных отдельностей

                                 (9.5)

Qн = 16000000 / 100 = 160000

В настоящее время для разрушения негабарита наиболее часто применяется метод накладных зарядов или метод шпуровых зарядов.

Для выбора типа накладных зарядов определяем среднюю толщину негабаритного куска:

                                (9.6)

ПИ)       D = ((1 · 0,65) / 1,6) · 1,4 = 0,56

Вскр.)   D = ((1,1 · 0,65) / 1,6) · 1,4 = 0,62

Из таблицы выбираем тип накладных зарядов и определяем необходимое их количество на год работы карьера:

                                    

                                                (9.7)

ПИ) Nэкн = 1,25· 80000 = 100000

Типы накладных кумулятивных зарядов.

Условное обозначение

Предельная толщина дробимого куска,м

ЗКН-180

0,55

ЗКН-260

0,75

ЗКН-500

1

ЗКН-1000

1,2

ЗКН-2000

1,6

ЗКН-4000

2

10. Механизация вспомогательных процессов.

Определить производительность зарядной машины.

Сменная производительность машины (т):

                                             

Для ПИ)  

Для Вск)   (10.1)

Где Т- время использования машины, ч;

Т= Тсм · Ки, 

              Т=8*0,8=6,4

Тсм – время смены, ч

Ки – коэффициент использования машины в течение смены (Ки=0,80,85);

- грузоподъемность бункера, т

L – длина транспортирования ВВ, км

скорость движения в загруженном состоянии до 40 км/ч

время загрузки бункера, ч


- производительность растаривающей машины, т/ч

К – коэффициент, учитывающий время переездов машины между скважинами и подготовки к заряжанию (1,3-1,5)

весовая характеристика скважинного заряда,т

- время заряжания скважины, ч

                                         

производительность подающего механизма зарядной машины, т/ч

Определяем потребное количество зарядных машин:

                                        

Для ПИ)  

Для Вск)  

Определяем потребное количество забоечных машин:

                                   

             Для ПИ)      

             Для Вск)      (10.2)

где  - объем забойки в одной скважине

коэффициент резерва (1,25-1,2)

производительность забоечной машины, м³/ч.

Для ПИ)  

Для Вск)    

11. Техника  безопасности при производстве буровзрывных работ

Расчет  безопасных  зон  при  ведении  взрывных   работ производится  по  ниже  приведенной  методике:

Определение  зоны  опасной  по  разлету  отдельных  кусков  породы  при  взрывании  скважинных   зарядов   на  рыхление:

Расстояние  по  разлету  кусков  определяется    по  формуле, но не менее  200 метров  согласно  ЕПБ при ведении  взрывных  работ

r  =  1250 * nэ *  √ (f / (1 + nзаб)) *  (dc / a),м          (11.1)

где,  nэ - коэффициент  заполнения  скважины,  равен   nэ =  Lзар / Lc;

 f  -  коэффициент  крепости по  шкале  профессора  М.М. Протодьяконова;

nзаб  -  коэффициент  заполнения  скважины  забойкой, равен  nзаб =  Lзаб / Lн;

dс  -  диаметр  скважины, м;

а  -  расстояние  между  скважинами  в ряду, м;

Lзаб  -  длина  забойки, м;

Lзар  -  длина  заряда   в  скважине, м;

Lс  -  длина  скважины, м;

Lн  -  длина  свободной  части  скважины  от  заряда ВВ., м;

Для ПИ)  r = 1250* 0.15√1.7/2*0.125/4.375 = 243

Nэ = 2,3/15,72=0,15

Для Вск)  r = 1250*0,84√ 13/2*0,2/3,64=630

Nэ = 14,2/16,9=0,84

При производстве  взрывов  в  условиях  превышения  верхней  отметки  взрываемого  участка  над  границами  опасной  зоны  более  чем  на  30  метров  размеры  опасной  зоны  (r)  увеличиваются  согласно   формуле

Rr  =  r  *  Kr, м                                            (11.2)

где,  Кr –  коэффициент  местности ВР;

Кr  =  (1 +  √ 1 + 4Н / r ) * 0.5, м                  (11.3)

где,  Н –  превышение  верхней  отметки   взрываемого  блока  над  границами  опасной  зоны, м;

Окончательный  результат  округляем  в  большую   сторону  кратное  50 , но  не  менее  величины  согласно  ЕПБ  при  ведении  взрывных  работ, то  есть не  менее  200 метров.

Сейсмическая  безопасность  зданий  и сооружений  при  взрывах  предполагает   отсутствие    повреждений,  нарушающих   нормальное  их   функционирование  (вероятность  появления  в  отдельных   зданиях  и   сооружениях   легких  повреждений   составляет  около  0,1)

При  одновременном   взрывании  (без  замедления)  группы  из   N  зарядов  ВВ   общей  массой  Q  в  тех   случаях,  когда  расстояние  от   охраняемого  объекта    до   ближайшего   заряда  и  до   наиболее   удаленного   заряда  различаются   не  более   чем   на  20 %,  безопасное   расстояние

Rc    =   N1/6  *  Кг * Кс * α * 3Q, м                         (11.4)

При  разновременно  взрывании  группы  из   N  зарядов  ВВ   общей  массой  Q  со   временем   замедления   между   взрывами   каждого    заряда   не   менее   20  мс   безопасное   расстояние

Rc    =   (( Кг * Кс * α ) / N1/ 4  ) * Q1/ 3, м                      (11.5)

где,   Кг  -  коэффициент,  зависящий  от  свойств  грунта  в   основании  охраняемого   здания (сооружения)

Кс  -  коэффициент,  зависящий  от  типа  здания  (сооружения)  и   характера   застройки;

α  -  коэффициент,  зависящий  от   условий  взрывания ;

Q -  общая  масса   зарядов, кг;

N -  колличество  зарядов  ВВ, зарядов.

ПИ)           Rс= ((5 · 5 · 1) / 2501/4)  · 457131/3 = 464м

Вскр.)        Rс = (25 / 1110,25) · 66718,80,33 = 300м

Список литературы:

  1.  Мельников Н.В. Краткий справочник ОГР.
  2.  Типовые технологические схемы ОГР.
  3.  Друкованный М.Ф. Справочник по буровзрывным работам.


 

А также другие работы, которые могут Вас заинтересовать

483. Исследование статических и динамических характеристик объекта управления 193.5 KB
  Экспериментальное получение естественных и искусственных характеристик ДПТ НВ по его модели. Математическая модель электродвигателя. Электромеханические характеристики.
484. Суть та види міжнародних послугових відносин 146 KB
  Визначення ролі міжнародних послугових відносин у розвитку світової економічної системи. Структура, вплив, а також особливості розвитку міжнародних послугових відносин. Особливості міжнародної торгівлі послугами та способи здійснення міжнародних операцій у сфері послуг.
485. Разработка лесохозяйственных мероприятий на части Альшеевского лесничества 563.5 KB
  Природно-экономические условия района и характеристика лесного фонда. Заготовка древесины и естественное возобновление леса. Выбор насаждений для пчеловодческой деятельности. Расчет медопродуктивности лесопокрытой площади.
486. Охорона праці на виробництві 141 KB
  При виконанні зварювальних робіт на працівників можуть впливати шкідливі і небезпечні виробничі фактори. До шкідливих виробничих факторів належать велика запиленість і загазованість робочої зони, ультрафіолетове, видиме й інфрачервоне випромінювання зварювальної дуги, шум.
487. Особенности национального менеджмента в России 170.5 KB
  Влияние национальных факторов на развитие менеджмента в России. Инфраструктура и характерные черты современного российского менеджмента, сравнительный анализ и сопоставление с Западной моделью. Роль российской культуры в системе современного менеджмента.
488. Организация технологического процесса изготовления детали 159.96 KB
  Расчет размера партии и периодичность запуска-выпуска деталей. Расчет длительности производственного цикла. Планирование участка и построение план-графика работы. Организация технического контроля качества продукции на предприятии.
489. Казарма на 4 подразделения 119.5 KB
  Разработан проект четырех этажной казармы на 4 подразделения в городе Батуми. Теплотехнический расчет ограждающих конструкций. Определение глубины заложения фундамента.
490. Cадово-парковое и ландшафтное строительство 250 KB
  Формирование целостного представления о предприятиях зеленого хозяйства. Знакомство с состоянием рынка труда и производства зеленого материала для озеленения. Изучение ассортимента цветочных, древесных и кустарниковых культур.
491. Экономическое обоснование проекта автоматизации технологического процесса обработки информации 152 KB
  Расчет трудоемкости обработки информации и действительного годового фонда времени. Оценка экономической эффективности проекта и расчет количества оборудования и работников.